毕业设计第五章采矿方法
第五章采矿方法
5.1 矿床开采技术条件
5.1.1 矿体形态
三山岛直属矿区共圈定8个矿体，其中I号蚀变带内的I-1号矿体规模最大，金资源储量总资源储量的92.7%，I-2号矿体次之，其他矿体大都由单工程控制，规模很小。因此设计过程各开采技术指标主要考虑I-1号矿体。
I-1号矿体，近地表位于16~54线间，中部在28~42线间，深部在40~48线间，分布于F1主裂面以下的黄铁绢英岩顶部或中上部，赋存标高：-10~-1050m。工程控制走向延长：顶部800~900m，最长1020m；中部340600m；深部100m左右。倾向延深一般在700~1000m，最深1450m。矿体呈不对称“Z”字型展布，不规则脉状产出，常见分枝、复合、膨胀、狭缩及尖灭再现现象。总体走向35°左右，倾向南东，倾角34~44°。矿体厚度最小0.95m，最大12.08m，一般4.31~6.86m，平均6.65m，降低边界品位到1.0g/t后，矿体厚度明显增大。矿体无论沿走向或是沿倾向均不连续，都有尖灭再现的特点。矿体单工程金品位1.74~5.65g/t，平均3.25g/t。
矿岩体重：2.8t/m3，松散系数：1.6，矿岩硬度系数：f=6~14(靠近F1断层的矿岩硬度系数：f=4~6)。
5.1.2矿岩岩石力学条件
根据岩性及工程地质条件划分为：松散软弱岩组、风化及构造蚀变岩组、块状岩组。其中，只有块状岩组工程地质条件良好，其余岩组工程地质条件较差。
矿体顶底板岩石均为构造蚀变岩，为软弱~半坚硬岩，工程地质条件差~较好。影响岩体稳定性的主要因素为各种地质结构面，特别是F3、F1断层等大型软弱结构面，坑道位于F1断裂的下盘，北西向构造发育，断裂带及附近岩石受挤压而破碎，掘进时易产生掉块和塌方。
采场上盘围岩由于接近F1断层，顶板围岩的稳定性受F1断层影响显著，开采时在采场内易发生较大规模的冒顶。所以，在开采时应采取有效的支护措施。
该矿区为近海岸地下开采的矿山，矿体倾角缓，断裂构造发育，近矿围岩多不稳定，局部地段易发生工程地质问题，工程地质条件复杂程度为中等~复杂。
上下盘岩性：矿体直接上盘围岩为绢英化碎裂岩、绢英岩化花岗质碎裂岩；矿体下盘为黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩或黄铁绢英岩化碎裂岩。主裂面、节理、裂隙、断层及岩石情况：本矿床矿体主要赋存在黄铁绢英岩化碎裂岩和黄铁绢英化花岗质碎裂岩中，矿体中裂隙较发育。主断裂F1下盘为矿体，F1断层面上断层泥一般厚5~10cm，靠近F1断层的岩石破碎，节理、裂理较发育，工程揭露后易坍塌。
5.2 矿山现有采矿方法
三山岛金矿直属矿区现已开采至-600m水平，之前开采上部矿体所用的主要采矿方法主要为点柱式机械化上向水平分层充填采矿法（点柱法）、机械化上向水平分层充填法（分层充填法）和进路式机械化上向水平充填法（进路法）。
5.2.1 矿块布置，采准、切割
每一个回采中段，划分为6个分段，按分段向上回采，分段高度为15m，分段运输巷道位于矿体下盘的岩体中，为下盘沿脉巷道，巷道规格为4.0m×3.2m。
分段运输巷道是采场与溜井和斜坡道之间的通道，担负着5~6个采场分层的回采，分段巷道一般距矿体40~50m。无轨凿岩设备、铲运机、坑内卡车、辅助设备等可以从地表过斜坡道到分段运输巷道内，然后，直接进入采场作业。
采场沿矿体走向布置，采场长度为100m，宽度即矿体的宽度。采场与下盘分段运输巷道经采场联络道联通，采场联络道一般布置在采场中间位置。采场联络道规格为4.0m( 宽)×3.2m( 高)，采场联络道下掘负坡度不大于18%，随着采场分层的上升，采场联络道的坡度也在增大，但是最大正坡度不允许超过20%。
两采场间留有间柱，间柱宽度为5~7m。采场通风泄水井布置在间柱内，规格为2.5m×2.5m，由通风泄水小巷连接采场和通风泄水井，通风泄水小巷规格为1.5m×2.0m。
中段采准结束后，进行拉底切割，切割巷道规格为4.0m×4.0m或4.0m×3.5m, 切割层高度为4.0m或3.5m。拉底切割完成并进行充填后，即可依次向上分层回层。
5.2.2 点柱法
在采场内，用进口凿岩台车凿岩；用2# 岩石硝铵炸药和乳化油炸药药卷人工装药，导爆管起爆；用进口铲运机和进口坑内卡车出矿；采场顶板采取锚杆支护或锚杆和长锚索联合支护方式，锚杆支护网度为 1.5m×1.5m，长锚索支护网度为3.0m×3.0m，采场顶板局部不稳固的区域要适当加密。
采场内设有规则的点柱，点柱尺寸为6m×6m，点柱沿矿体走向中心间距为20m，沿垂直矿体走向中心间距为18m；分层回采高度为3.0m，空顶高度为4.5m，其中，1.5m高为爆破补偿空间；分层充填高度为3.0m，其中2.6m为尾砂和废石充填,表层0.4m为灰砂比为1：4的胶结充填，胶结充填后形成采场的作业底板。
点柱法适用于矿体厚大，矿岩较稳固的矿段。点柱法采场回采面积大，约1000~3000m2，作业面个数多，且作业面大，又用凿岩台车凿岩，因此，采场的综合生产能力大。
5.2.3 分层充填法
在采场内,用进口凿岩台车凿岩；用2# 岩石硝铵炸药和乳化油炸药药卷人
工装药,导爆管起爆；用进口铲运机和进口坑内卡车出矿；采场顶板采取锚杆支护或锚杆和长锚索联合支护方式，锚杆支护网度为 1.5m×1.5m, 长锚索支护网度为3.0m×3.0m，采场顶板局部不稳固的区域要适当加密。
采场内不设点柱,分层回采高度为2.0m 或2.5m，空顶高度为3.0m、3.5m 或4.0m，其中,1.0m或1.5m 高为爆破补偿空间；分层充填高度为2.0m或2.5m，其中1.6m 或2.1m 为尾砂和废石充填，表层0.4m 为灰砂比为1：4 的胶结充填，胶结充填后形成采场的作业底板。
5.2.4 进路法
上述两种采矿方法只适用于矿岩完整、稳固，节理裂隙不发育的情况下。对于构造复杂、节理裂隙等不连续界面发育、矿岩不稳固的采场，用点柱法和分层充填法都无法保证采场作业安全。因此在原有的点柱法或分层充填法的基础上改用进路法。目前进路法主要有盘区进路法、分区进路法和单条进路法三种。
（一）盘区进路法
盘区进路法是由原来的点柱法采场改造而成的,即将原来的点柱法采场化为一个大盘区，在盘区内布置进路，进路布置形式有沿矿体走向和垂直矿体走向两种,多采用沿矿体走向布置进路的方式。在采场内，用7655气腿凿岩机凿岩；用2#岩石硝铵炸药和乳化油药药卷卷人工装药，导爆管起爆；用进口铲运机和进口坑内卡车出矿；采场顶板采用锚杆支护，支护网度一般为 1.5m×1.5m，顶板局部不稳定区域要加密到1.0m×1.0m。
进路规格为4.0m×3.5m 或4.0×3.0m，采场分层回采高度为3.5m或3.0m。一条进路或几条进路同时回采完毕后，进行接顶充填。充填高度为3.5m 或3.0m，其中：3.1m或2.6m为灰砂比为1：10的胶结充填，表层0.4m为灰砂比为1：4的胶结充填。胶结充填后形成采场作业底板，最后回采的一条进路或最后同时回采的几条进路充填时，底部3.1m或2.6m高可采用废石和尾砂充填。
（二）单条进路法
沿矿体走向布置的单条进路法即在采场内沿矿体走向布置 1 条进路，从而在采场南北两翼，即采场联络道两侧形成2个作业面。
在采场内，用7655气腿凿岩机凿岩；用2#岩石硝铵炸药和乳化油炸药药卷人工装药，导爆管起爆；用进口铲运机和进口坑内卡车出矿；采场顶板采用锚杆支护，支护网度一般为1.5m×1.5m，顶板局部不稳定区域加密到1.0m×1.0m。
进路规格为3.0m×3.0m，采场分层回采高度为3.0m。进路回采完毕后，进行接顶充填，充填高度为3.0m，其中：2.6m为尾砂和废石充填，表层0.4m为灰砂比为1：4的胶结充填，胶结充填后形成采场的作业底板。
（三）分区进路法
分区进路法即在采场内沿矿体走向布置一条路，由采场两翼向中间采场联络道方向后退式分区回采和充填。
在采场内，用7655气腿凿岩机凿岩；用2#岩石硝铵炸药和乳化油炸药药卷人工装药，导爆管起爆；用进口铲运机和进口坑内卡车出矿；采场顶板采用锚杆支护，支护网度一般为1.5m×1.5m，顶板局部不稳定区域加密到1.0m×1.0m。
采矿和充填作业由采场两翼向中间采场联络道方向后退式分区进行，沿矿体走向分区，分区长度一般为10~15m。进路规格为3.0m×3.0m，采场分层回采高度为3.0m。一个分区回采完毕后，马上进行接顶充填，充填高度为3.0m，其中：2.6m为尾砂和废石充填，表层0.4m为灰砂比为1：4的胶结充填，胶结充填后形成采场的作业底板。
5.2.5 原用采矿方法评述
（1）机械化程度偏低
（2）矿块尺寸划分不合理，回采强度太低
（3）脉内采准方式不利于提高矿山生产能力
（4）生产能力偏低
5.2.6 采矿方法改进思想
（1）提高机械化程度，充分利用人力、物力资源；
（2）缩小回采单元面积，提高单位面积的回采强度；
（3）采用脉外无轨采准系统，采用高效采矿设备，提高矿房的生产能力；
（4）选用合理高效的采矿方法，提高生产能力。
5.3 采矿方法选择
5.3.1 采矿方法初选
根据三山岛金矿的地质条件、矿岩的机械物理性质、开采技术条件和国家技术经济政策的要求，拟定出技术上可行的采矿方案，如表5-1所示。
从表可以看出，充填采矿法是最佳方案。同时考虑到较大的生产能力的要求，采用的充填采矿法必须考虑机械化大型设备进行作业。初步选择三个方案，如下简要概述：
点柱式分层充填采矿法（方案一）：在自然平衡拱内采矿，有利于地压控制，盘区生产能力大，但采准废石量较多，各采场开采必须在高度和顺序上加以控制，生产管理难度增加。
分矿房矿柱高分层充填采矿法（方案二）：矿房开采两侧为围岩，不需留点柱，矿石损失小，分矿房矿柱回采，盘区生产能力大，但脉外采准工程量大，矿房必须胶结充填，充填成本增大生产能力大，但矿石损失率高，脉外采准工程量大。
机械化上向水平分层充填采矿法（方案三）：留连续矿柱有利于采场稳定性,不需胶结充填，充填成本低，各采场开采互不影响。
5.3.2 点柱式分层充填采矿法(方案一)
方案一为点柱式分层充填采矿法，该方案标准采矿方法见图5-1。
点柱式分层充填采矿法适用于矿体和主断裂面垂直距离大于5m、矿岩稳固、
图5-1点柱式分层充填采矿法
矿体厚度大于15m的矿体。盘区尺寸为300m×45m，每个盘区分三个区段，沿
走向布置，长100m，每一区段布置3个采场。矿块高45m，分段高度15m。每条分段巷道承担4~5个分层的回采工作，分层高度为3~3.5m。在采场中布置点柱作永久支护，点柱尺寸4m×4m，点柱网度为16m×12m，沿走向为16m，逆倾向为12m。采场之间留2米连续矿壁，区段之间留4米间柱，不留顶底柱。设置3m 人工底柱。
(1)盘区布置及回采顺序
盘区尺寸为300m×45m，每个盘区分三个区段，沿走向布置，长100m，每一区段布置3个采场，中央采场最先开采，采场间留2m左右矿皮，阶梯式开采，使采矿始终在一自然平衡拱内。
(2)采切工程
每个盘区下盘布置一条盘区斜坡道，折返式布置，坡度15%。各分层水平布置出矿平巷，与斜坡道连通；每个矿块布置一条溜井，溜井倾角为60°，自出矿平巷掘进出矿横巷通至溜井；自分段第一分层采场联络道掘进脉内切割巷道，形成拉底空间；每个矿块布置六条中央充填回风天井，倾角接近90°；泄水井在浇注人工底柱时预留，以后上采时顺路架设，用钢板焊接成园形结构。
盘区采切工程量如表5-2所示：每个盘区布置3条脉外出矿平巷，9条出矿横巷，3条溜矿井，18条充填回风井，54条采场联络道。
盘区矿量：长×宽×高×体重=1134000t
点柱矿量：长×宽×高×体重×数量=72576t
间柱矿量：长×宽×高×体重×数量=45360t
矿皮矿量：长×宽×高×体重×数量=45360t
理论出矿量：盘区矿量-点柱矿量-间柱矿量=970704t
采切比（m）：采切长度÷出矿量=9.49m/kt
采切比（m3）：采切体积÷出矿量=37.95m3/kt
(3)回采工艺
凿岩：以MERCURY14单臂式凿岩台车为主7655为辅进行凿岩，当矿体边界波动较大，上盘的基角处不便用台车凿岩时，用7655凿岩机进行辅助修边。炮孔水平布置，水平落矿，孔深3~3.5m，7655施工时为2.2~2.5m，孔径φ43mm~45mm。孔网0.8×1.0m，水平落矿。
爆破：采用2#岩石炸药，人工装药（剪式升降台车辅助）。采用卷状炸药，非电导爆管分段微差爆破。
通风排险：为确保凿岩和出矿的安全，爆破后要进行通风工作，确保通风良好后再进行顶板检查和撬毛作业，由工人站在爆堆或撬毛车上进行。检撬从采场口开始，由外向里，最后进行工作面的检撬。难以撬掉的浮石采取凿岩爆破等方法处理(多施工钻孔少装药)。检撬结束后对下道工序的作业人员进行详细的交代，顶板状况不良时，必须停止后续作业。
出矿：使用ST-3.5柴油铲运机为主，配12t坑内卡车协助，经脉外出矿平巷，倒入出矿溜井。
大块破碎：大块破碎工作有三种方式：块度大于1m3的矿石由凿岩爆破工就地破碎，再有就是集中到采场或选定的位置后由凿岩爆破工破碎，小于1m3的矿石运到溜矿井，由液压碎石机进入溜井破碎。
空区充填：采场支护完毕后就可进行采场充填工作，充填管从措施井直接进入各分段巷道，经分层联络道进入采场，充填工作分两次进行，首先用铲运机将附近巷道掘进的废石铲装到采场，并架设泄水井和泄水笼子，继而进行尾砂充填。
顶柱回采：当采矿回采到上中段采场的人工假底时，为保证人工假底的安全，使用进路法回采其人工假底下边一分层的矿体，进路垂直矿体走向布置，进路宽3m，分二步进行回采，一步进路隔一采一，采用灰砂比1∶10的充填料胶结充填，并接顶。二步进路采用尾砂充填。
(4)主要生产技术指标
1、采场生产能力
根据直属矿区开采技术条件，参考国内外采矿技术指标，用于生产能力计算的主要指标如下：
MERCURY14单臂式凿岩台车凿岩效率：250m/台班；3.6铲运机出矿效率：528 m3/台班；充填站充填能力200m3/h。
每个盘区分成三个区段，每个区段分三个采场,采场尺寸为31m×30m，回采
分层高度为3m。矿石量为7274.4t。现以一个分层对采场生产能力进行估算，采矿各工序的循环周期计算如表5-3所示。
2、采矿成本计算
参考相关资料，采矿直接成本计算如表5-4所示：
3、采矿主要技术经济指标
采场综合生产能力：213.9t/d；
盘区综合生产能力：1000~1100t/d；
采矿工效：32.7t/工班；
采切比：37.95m3/kt；
采矿损失率： 18.6%；
采矿贫化率：8%；
采矿直接成本：52.92元/t。
5.3.3 分矿房矿柱高分层充填采矿法（方案二）
方案二分矿房矿柱分层充填采矿法，该方案标准采矿方法见图5-2。
盘区尺寸为300m×45m，盘区长300m，高度为45m。根据目前开拓系统，该
采矿方法分段高度为15m，一个盘区可布置3个分段。每个分段服务4~5个分层，分层回采高度
图5-2分矿房矿柱高分层充填采矿法
为3.0~3.5m，根据实际情况调整分层高度。采场沿矿体走向布置，先采矿房，矿房采后用配比1：8的尾砂胶结充填，后矿柱回采，矿柱非胶结充填。矿房和矿柱的宽度均为12m，矿房开采时两侧为原岩，不留点柱，矿柱开采时，在采场中留4m×4m点柱。每一盘区分三个区段，每一区段内有4个矿房和4个矿柱，区段间留4m连续间距。
（1）盘区布置与采场回采顺序
盘区尺寸为300m×45m，即盘区长300m，高度为45m。每一盘区分三个区段，每一区段内有4个矿房和4个矿柱，区段间留4m连续间距。盘区内采场回采顺序是先采矿房，后采矿柱。
（2）采切工程
采准工程采用下盘脉外无轨采准方式。主要采准工程包括：斜坡道、分段出矿横巷、分段平巷、采场联络道、泄水井、回风充填井、钢筋混凝土假底等。
分段平巷断面规格为 3.6m×3.2m，形状为三心拱。采场联络道布置在采场中心线，断面规格为3.6m×3.2m。充填通风井规格为2.7m×2.7m，倾角与矿体倾角一致。泄水井采用钢板加工并顺路架设而成，泄水井断面规格Φ1.0m，下端设有Φ3寸塑料管，将水排至分段平巷。
钢筋混凝土人工假底是下一中段顶柱回采的安全保护，也是降低矿石损失的重要措施。钢筋混凝土假底厚1.0m，施工强度C15或C20，内置有钢筋，主筋为Φ14~16mm的A3圆钢，间距1m，垂直采场布置；副筋直径Φ10~12mm，沿采场纵向铺设，每2根主筋之间铺设2根副筋，形成0.33m×0.33m的钢筋网度。
该采矿方法的采切工程量如表5-5所示：一个盘区布置9条脉外出矿横巷，3条脉外运输平巷，3条溜矿井，72条联络巷和24条通风充填井。
盘区矿量：长×宽×高×体重=567000t
点柱矿量：长×宽×高×体重×数量=24192t
间柱矿量：长×宽×高×体重×数量=22680 t
理论出矿量：盘区矿量-点柱矿量-间柱矿量=520128 t
采切比：采切长度÷出矿量=34.43m/kt
采切比（m3）：采切体积÷出矿量=137.70m3/kt
（3）回采工艺
凿岩：分层高度加大，可以降低采准工程量，减少二次损失贫化，减少辅助作业工作量和辅助作业时间，提高劳动生产率。因此，在技术和安全允许的前提下，应尽可能提分层回采高度。决定分层回采高度的2项参数是最大控顶距和最小空顶距。最大控顶距由设备的最大工作高度、顶板最大允许暴露面积决定。MERCURY14单臂式凿岩台车最大工作高度为5.5m，顶板采取锚杆—金属网等支护措施的安全控顶高度在6m左右。最小空顶距由采场充填要求的最低工作高度和凿岩爆破的最小补偿空间确定。完成采场采填并浇面所需要的最小工作高度为1.2m；满足爆破补偿系数即崩落矿石碎胀对补偿空间的最小空间要求是1.3m左右。
每分层的回采高度为3.0~3.5m，控顶高度为4.2m，根据试验情况进行调整。
考虑顶板岩石不稳定，留1.5~2m护顶矿。当矿体边界波动较大，上盘的基角处不能便用台车凿岩时，用7655凿岩机，进行辅助修边。
爆破：使用粉状铵梯炸药，药卷规格为φ37×200mm。起爆采用非电微差导爆管起爆，8号火雷管引爆。
采场用水平眼落矿，炮眼深度一般为3.8~3.9m。
普通落矿眼间距1.0m，排距0.8m；周边控制眼间距0.9m，最小抵抗线为0.7m。
炮眼用人工进行装药。普通落矿眼连续装药，孔口0.8m不装药，用炮泥进行堵塞；周边眼分两段空气间隔装药，间隔长度0.8~1.0m。
通风排险：新鲜风流由斜坡道进入中段或分段平巷，再从中段或分段平巷通过采场联络道进入采场，清洗工作面后的污风经采场回风充填井，排到上分层联络道，进入回风平巷，排出地表。
确保通风良好后再进行顶板检查和撬毛作业，由工人站在爆堆或撬毛车上进行。检撬从采场口开始，由外向里，最后进行工作面的检撬。
铲装：ST-3.5柴油铲运机出矿，经脉外出矿平巷，倒入出矿溜井。
大块破碎：大块破碎工作有三种方式：块度大于1m3的矿石由凿岩爆破工就地破碎，再有就是集中到采场或选定的位置后由凿岩爆破工破碎，小于1m3的矿石运到溜矿井，由液压碎石机进入溜井破碎。
采场充填：胶结材料为325#普通硅酸盐水泥，采场充填材料配比为：矿房灰砂比1：8；矿柱用分级尾砂充填；所有采场均用灰砂比1：4的水泥尾砂充填浇面，浇面层高度为0.4~0.5m。
条件具备时掘进废石可运入采场充填，分层充填中坚持先充掘进废石，后充尾砂。每分层充填完后，充填体中的水由顺路泄水天井(或波纹泄水管)泄出。
顶柱回采：当采矿回采到上中段采场的人工假底时，为保证人工假底的安全，使用进路法回采其人工假底下边一分层的矿体，进路垂直矿体走向布置，进路宽3m，分二步进行回采，一步进路隔一采一，采用灰砂比1∶10的充填料胶结充填，并接顶。二步进路采用尾砂充填。
（4）主要技术经济指标
1、采场生产能力
根据新开采技术条件，参考国内外采矿技术指标，用于生产能力计算的主要指标如下：
MERCURY14单臂式凿岩台车：150m/台班；
铲运机出矿工效：528吨/台班；
充填站充填能力200m3/h。
采场长度确定为15m，采场宽度为12m，回采分层高度3.3m，开采每分层矿
石量为1663.2t。
采矿各工序的循环周期计算如表5-6所示
从表可得出，回采一个分层的矿石量为1663.2t，采矿循环周期18天，采场生产能力为92.40t/d。
采矿工效：完成一个循环周期所需的工班数为：凿岩爆破36工班、出矿10工班、充填12工班，其他20工班，合计78工班，采矿工效为20.38吨/工班。
2．采矿直接成本
采矿直接成本计算如表5-7所示：
3. 采矿主要技术经济指标
采场生产能力：90.77 t/d；
盘区生产能力：800~900t/d；
采矿工效：20.38t/工班；
采矿损失率：13.3%；
采矿贫化率：6%；
采切比：137.70m3/kt；
采矿直接成本：74.89元/t。
5.3.4 机械化上向水平分层充填法（方案三）
方案三为机械化上向水平分层充填采矿法，该方案采矿方法图见图5-3。
盘区尺寸为300m×45m，盘区长300m，高度为45m。根据三山岛金矿目前开拓系统，经综合分析，该采矿方法分段高度为15m，分段之间与脉外斜坡道相连，一个盘区可布置3个分段。每个分段服务4~5个分层，分层回采高度为2.5~3.5m。一个盘区分三个区段，每区段长为100m，宽为矿体厚度，两区段间留4m左右的连续间柱，每个区段分6个采场，采场宽度15~17m，采场之间用矿壁隔开，矿壁宽度为2~3m。盘区中采场回采顺序为：间隔式回采，即一个采场回采完毕再回采相邻采场，采用隔一采一的方式。
图5-3机械化上向水平分层充填法
（1）盘区布置与采场回采顺序
盘区尺寸为300m×45m，即盘区长300m，高度为45m。每个阶段布置3个盘区，盘区中布置3个区段，每个区段布置6个采场，采用隔一采一的方式回采。
（2）采切工程
根据地质条件、采矿方法、生产能力以及运输与通风等多方面的要求，在保证人员、材料、设备进入工作面的安全方便，矿石运搬方便以及考虑结构简单、工程量小、生产能力高等情况下，盘区上向水平分层充填法使用脉外盘区斜坡道采准。主要的采切工程有：盘区斜坡道，分段平巷，分层联络道，充填回风井及溜矿井。盘区斜坡道在矿体下盘折返布置，坡度15%，在每个分段与分段平巷连通。分层联络道垂直矿体布置，长度8~12m；溜井布置在脉外，倾角60o左右；泄水井在浇注人工底柱时预留，以后上采时顺路架设，用钢板焊接成园形结构；
充填回风天井采用矩形断面，布置在采场中央。
该采矿方法的采切工程量如表5-8所示，一个盘区布置1条斜坡道，9条脉外出矿横巷，3条脉外凿岩运输巷，3条溜矿井，54条联络巷和18条通风充填井。
盘区矿量：长×宽×高×体重=567000t
间柱矿量：长×宽×高×体重×数量=22680 t
连续矿柱矿量：长×宽×高×体重×数量=23625 t
理论出矿量：盘区矿量-间柱矿量-连续矿柱矿量=520695 t
采切比（m）：采切长度÷出矿量=27.44m/kt
采切比（m3）：采切体积÷出矿量=109.77m3/kt
（3）回采工艺
凿岩：以MERCURY14单臂式凿岩台车为主7655为辅进行凿岩，炮孔水平布置，水平落矿，孔深3~3.5m，7655施工时为2.2~2.5m，孔径φ43mm~45mm。正常落矿层超前光爆层2~3个循环进行施工，为三排，第一、二、三排为落矿孔，采用大孔距小抗线的穿爆方式，爆孔水平间距 1.4m，抵抗线高度自下向上分别为0.5m、0.6m、0.65m，炮孔密集系数为2.15~2.8。在正常落矿层施工2~3个循环后，进行光爆层的施工，光爆孔的水平间距0.6×0.8m，最小抵抗线≤0.75m，光爆孔孔深3.0~3.5m，7655施工时为2.2~2.5m。
每分层的回采高度为 2.6m，控顶高度为 3.5m。考虑顶板岩石不稳定，留1.5~2m护顶矿。当矿体边界波动较大，上盘的基角处不能便用台车凿岩时，用7655凿岩机进行辅助修边。
爆破：采用2#岩石炸药，人工装药。正常落矿孔单炮头密集装药，装药系数≤0.8，用非电毫秒导爆管，激发器激发导爆管，同时引发爆破导爆管。光爆
孔三炮头同段间隔装药，装药系数≤0.4，单孔装药量≤0.9kg，光爆层齐发起爆。
通风排险：为确保凿岩和出矿的安全，爆破后要进行通风工作，确保通风良好后再进行顶板检查和撬毛作业，由工人站在爆堆或撬毛车上进行。检撬从采场口开始，由外向里，最后进行工作面的检撬。难以撬掉的浮石采取凿岩爆破等方法处理(多施工钻孔少装药)。检撬结束后对下道工序的作业人员进行详细的交代，顶板状况不良时，必须停止后续作业。
大块破碎：有三种方式：块度大于1m3的矿石由凿岩爆破工就地破碎，再有就是集中到采场或选定的位置后由凿岩爆破工破碎，小于1m3的矿石运到溜矿井，由液压碎石机进入溜井破碎。
铲装：ST-3.5柴油铲运机出矿，经脉外出矿平巷，倒入出矿溜井。
采场充填：采场出矿完毕，向采空区充入尾砂，条件具备时掘进废石可运入采场充填。采场分层回采结束后，根据采高控制分层充填高度，充填高度2.5m，保持充填后留1.0m左右高度作为下一分层落矿的补偿空间。充填时下部的2.1m 采用尾砂非胶结充填，上部的0.4m用灰砂比为1：4的胶结材料充填，形成0.4m 厚的胶结面，以减少出矿过程中因尾砂混入而造成贫化，分层充填中坚持先充掘进废石，后充尾砂。充填体中的水由顺路泄水天井(或波纹胶水管)排出。
（4）主要技术经济指标
1、采场生产能力
根据开采技术条件，参考国内外采矿技术指标，用于生产能力计算的主要指标如下：
MERCURY14单臂式凿岩台车：150m/台班；铲运机出矿工效：528吨/台班；充填站充填能力200m3/h。
采场长度确定为16m，采场宽度为15m，回采分层高度为2.6m一个分层矿量为1747t。采矿各工序的循环周期计算如表5-9所示。
由表5-9可知，回采一个分段的矿石量为1747t，采矿循环周期18d，采场生产能力为97.1t/d。
采矿工效：经综合分析，完成一个循环周期所需的工班数为：凿岩爆破36工班、出矿10工班、充填12工班、其他20工班，合计78工班，采矿工效为22.4吨/工班。
2. 采矿成本
3．采矿主要技术经济指标
采场生产能力：97.1t/d；
盘区生产能力：800~900 t/d；
采矿工效：22.4t/工班；
采矿损失率：17.5%；
采矿贫化率：6%；
采切比：109.77m3/kt；
采矿直接成本：60.64元/t。
5.4 采矿方法优化选择
5.4.1 各采矿方法技术经济定量指标综合比较
通过全面分析，三个方案的优缺点及主要技术经济指标比较如表5-11所示。
由表5-11可知，点柱式分层充填采矿法(方案一)有利于地压控制，采准工程布置脉外，有利于提高盘区生产能力，而且留点柱有利于降低矿石损失率，但采准废石量较多，各采场开采必须在高度和顺序上加以控制，生产管理难度增加。分矿房矿柱分层充填采矿法(方案二) 矿房开采两侧为围岩，不需留点柱，矿石损失小，分矿房矿柱回采，盘区生产能力高，但脉外采准工程量多，矿房必须胶结充填，充填成本增大。机械化上向水平分层充填采矿法(方案三)留连续矿柱有利于采场稳定性，留连续矿柱后，不需胶结充填，有利于降低充填成本，而且各采场开采互不影响，有利于增加盘区生产能力，但矿石损失率相对较高，脉外采准工程量较大。
表5—11 各方案优缺点及定量技术指标分析表
5.4.2 各方案开采技术条件定性指标比较
各方案开采技术条件定性指标列于表5—12。
由表可知，脉外采准点柱式分层充填采矿法(方案一) 矿体适应性好、开采安全性好、实施容易，开采技术条件最佳；分矿房矿柱分层充填采矿法(方案二)
对矿体适应性较好、开采安全性好、实施容易，开采技术条件较佳；机械化上向水平分层充填采矿法(方案三)对矿体适应性最差，这种方案开采技术条件不佳。
5.4.3 各方案经济效益比较
设计年产量为100万吨，现以此产量为标准对各方案进行经济效益比较，见表5-13。
由表可知，分矿房矿柱分层充填采矿法(方案二)虽其贫化率、损失率相对较小，
经济效益最好，但采切比大、采矿直接成本高；机械化上向水平分层充填采矿法(方案三)损失率、贫化率较大，经济效益适中。
5.4.4 采矿方法最终确定
结合三山岛直属矿区的开采技术条件，以及各方案各定性、定量指标综合分析比较，最终确定脉外采准点柱式分层充填采矿法(方案一)为最佳方案。对厚大矿体，为提高生产能力，可采用分矿房矿柱分层充填采矿法(方案二)进行开采。
采矿工程毕业设计任务书
太原理工大学阳泉学院毕业设计任务书 毕业生姓名许鹏飞专业采矿工程 指 导 教 师 姓名蔡永乐类别 学号0504121001 班级05采本职称副教授外聘、√本校 一、毕业设计题目黄龙煤矿矿井初步设计 二、毕业设计提供的原始数据资料 1、井田地质报告 2、煤层底板等高线图 3、矿井初步设计说明书及图纸 4、矿井延伸设计说明书及图纸 5、矿井储量计算资料 6、采掘工程平面图 7、底层综合柱状图 8、矿井井巷断面图册 9、各类巷道掘进速度及单位成本表 10、采区设计说明书 11、回采工作面作业规程 12、掘进工作面作业规程 13、采煤方法技术经济指标 14、井底车场布置图 15、全矿运输系统图 16、矿井通风系统图 17、通风安全措施 18、劳动定额手册 三、毕业设计应完成主要内容： 1、毕业设计说明书： 黄龙煤矿位于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间，行政区划属唐城镇所辖，位于安泽县西北部，东南距安泽县城37km本井田面积:13.43平方公里。井田范围内1号、2号煤层全层可采，煤层赋存条件较好，顶底板条件良好。1号煤层平均厚3.15米，2号煤层平均厚4.41米！ 2、设计的主要特点 设计要密切结合本矿的实际及地方煤矿的自身特点，充分利用矿井现有井巷工程，提高矿井的机械化装备水平及煤炭资源回收率，以提高矿井经济效益为中心，以市场为导向，通过科学合理的设计，力求使该矿建设成工艺新、投资少、安全可靠、经济效益好的企业，以增强矿井的市场竞争能力。
3、毕业设计主要内容 1)矿区概况及井田地质特征 2)矿井储量、年产量及服务年限 3)井田开拓 4)准备方式 5)矿井运输、提升、排水及采区供电 6)矿井通风与安全技术 7)矿山环保 8)设计矿井基本技术经济指标 4、毕业设计图纸： 1）矿井开拓平、剖面图 2）采区巷道布置平、剖面图 3）采煤方法图 4）采区巷道布置及机械设备配备图 5）矿井通风系统示意图与通风网络图 四、毕业生应提交的毕业设计资料要求 1、毕业设计说明书：简述编制毕业设计的依据、主要技术原则，对设计的简要评价。 2、毕业设计图纸： 1)井田开拓方式平面图(1∶2000或1∶5000)(急斜煤层附“井田 开拓方式立面图”)； 2)井田开拓方式剖面图(1∶2000或1∶5000)； 3)采区巷道布置及机械设备配备图(1∶1000或1∶2000)； 4)矿井通风系统示意图与通风网络图(说明书插图)； 5)采区设备布置图(说明书插图)； 五、设计进度安排（从第五周起） 序 号 时间周次设计任务完成的内容及质量要求 1 3月23日~3月29 日 第5周 根据地质资料确定矿井的产量和服务 年限等 2 3月30日~4月 5 日 第6周 应用方案比较法选择井田开拓方案 3 4月 6日~4月12第7周绘制井田开拓方式平面图及平面图等
采矿工程毕业设计
第三章井田开拓 第一节开拓方案的确定 一、方案的提出 根据本矿井田境界及工业场地的选择，秉着技术上可行，经济上合理的原则，初步提出两个方案。 方案一：（方案一开拓平、剖面图如图所示） 本方案采用主斜井、副斜井、回风立井的开拓方式。主斜井井口标高+1147m，倾角16°，一水平斜长301m，二水平斜长421m，井筒为半圆拱形，净断面积14.22m，铺设带宽1200mm的钢绳芯强力胶带输送机担负煤炭提升任务。副斜井井口标高+1145m，一水平斜长681m，二水平斜长952m，倾角7°，井筒为半圆拱形，净断面积14.2㎡，回风立井采用圆形断面，井口标高+1147m，一水平标高+1064m，二水平标高+1031m，断面直径4.0m。三个井筒均采用混凝土砌碹永久支护。 巷道布置上，本方案沿煤层掘进胶带运输巷及辅助运输巷直达井田边界，胶带运输大巷沿煤层顶板布置，轨道运输大巷沿煤层底板布置。利用副斜井进风，回风立井回风。
方案二：（方案二开拓平、剖面图如图所示） 本方案大巷布置方式及回风井与方案一相同，主井、副井采用立井的开拓方式。主立井井口标高+1147m，井口标高+1147m，一水平标高+1064m，采用圆形断面，断面直径6m，井筒长83-116m，副立井井口标高、井底标高以及断面形状与主立井相同，其断面直径为6.5m。主立井与副立井各通过一段750m 长的石门与大巷连接。 二、方案比较 1.技术比较，方案技术比较如表3-1所示。 表3-1 技术比较 方案 优缺点 方案一方案二 优点1.斜井施工工艺简单，施工准备时间短； 2.斜井可直接作为安全出口，十分方便； 3.井筒内安装设备简单； 4.采用胶带输送机运输实现了运输的连 续性； 5.实现了辅助运输从地面到工作面的一 条龙服务。 1.井筒较斜井短,管缆铺设短。 2.井筒为圆形，结构合理维护条件好， 有效断面大，风阻小，通风条件好； 3.提升费用较斜井要省。 缺点1.斜井的井筒较长，维护费用和提升费用 较高； 1.井筒的掘进施工困难； 2.井底马头门巷道的施工设计复杂，工 程量大。
采矿毕业设计论文小结
xx县xx钨矿年产量30万吨开拓设计概述 xxx （xxxx大学资源与环境工程学院,xx xxxx xxx00） 摘要：本设计为xx县xx钨矿矿体进行开采设计，年产量为30万吨，日产量在900t。根据矿体赋存条件，矿区地形地质条件及矿山开采技术条件，采用地下开采方式，确定了开拓方案采用平硐与盲竖井联合开拓；设计阶段高度为50m；中央对角式通风系统。 关键词：地下开采；平硐与盲竖井联合开拓；中央对角式通风 A Tungsten mine in xx County xx ore body mining design overview of 300kt / a xxxx Abstract：This design for tungsten ore mining design xx mining nissan undressed ore 900t.According to the complicated burring conditions and mining technology conditions, the underground mining way, determined the pioneering scheme using flat adit and blind shaft joint development; design phase height is 50 m; The central diagonal type ventilation system. Key words：Underground mining; the adit blind shaft to open up the joint; central diagonal ventilation 作者简介：xxx（1989—），男，xxxx大学采矿工程本科生。
采矿毕业设计
成人高等教育毕业设计（论文） 学院(函授站）：山东资环学院（沂南站） 年级专业： 2010级采矿工程 层次：本科 学号： 020 姓名：赵云龙 指导教师： 起止时间： 2010 年月日～月日
摘要 本次设计对象为山东黄金矿业（沂南）有限公司金场分矿井下-330至-150的排水设计。主要内容包括矿山地质概况、矿床地质特征、金场分矿开拓系统说明、金场分矿采矿方法简介、金场分矿通风系统说明、金场分矿排水系统设计说明、确定排水方式和排水系统的一般原则、排水设备选择计算、确定水泵房型式及水泵房平面布置、水仓等。 关键词：系统，通风，水仓，泵房，井下排水 I
目录 摘要........................................................... I 目录.. (Ⅱ) 前言 (1) 1.矿山地质概况 (3) 1.1金场分矿的地层 (3) 1.2金场分矿的构造 (4) 1.3岩浆岩 (5) 2.接触变质和接触交代变质作用 (8) 2.1接触变质作用 (8) 2.2接触交代变质作用——矽卡岩化 (8) 2.3金场分矿能形成矽卡岩的层位，产出标高，矽卡岩类型 (8) 2.4矽卡岩体的规模及矽卡岩与矿体关系 (9) 3.矿床地质特征 (10) 3.1矿体的空间分布 (10) 3.2矿体的形态、产状和规模 (10) 3.3矿石类型 (10) 3.4矿石结构 (11) 3.5矿石构造 (12) 3.6矿石矿物成分 (15) 4.金场分矿开拓系统说明 (19) 4.1金场分矿开拓系统情况 (19) 4.2金场分矿排水系统简介 (19) 5.金场分矿采矿方法简介 (20) 5.1金场分矿矿段介绍 (20) 5.2金场分矿采矿方法简介 (20) II
第五章采矿方法
第五章采矿方法 第一节概述 一、矿石损失和贫化的基本概念 矿石损失在矿床开采过程中，使矿体中一部分矿石未采下或虽已采下而还有一些矿石丢在采场或巷道中，这些不能运到地面上的矿石就叫做损失。矿石的损失是用损失率（百分数）来表示。它是开采时损失的砂石量与工业储量之比。 引起矿石损失的原因较多，但主要因素有两个方面： （1）由于矿床地质构造，水文地质条件的影响和破坏，矿体埋藏条件复杂，在当前技术条件下难以采出而造成的矿石损失； （2）为了保护井筒或地表重要设施所留的保安矿柱或在采区中所留的矿柱，由于回采条件困难，这些矿柱不能全部采出而造成的损失。 在开采金属矿床时，无论那一种采矿方法都不可避免的要有3一5％的矿石损失率，有的损失率还要大。矿柱回采时损失率竟达到 40-50％以上。 2.矿石的贫化在矿床开采过程中，采下的矿石由于废石混入或由于矿石中有用矿物形成粉末而损失，致使采出矿石的品位低于地质品位，叫做贫化，贫化的程度是用贫化率“百分数”来表示。 损失与贫化这两项指标，是评价矿床开采的主要指标。它表示了国家资源的利用程度和采出矿石质量情况。在金属矿床开采中，选择合理的采矿方法对于降低损失率和贫化率，具有很重要的意义。如开采一个储量为一亿吨的金属矿床，矿石的损失率从10%降低到5％，
就可以为国家多回收500万吨矿石。这对充分利用国家地下资源，增加矿山企业的服务年限都有很大意义。 二．采矿方法及其分类 采矿方法就是根据矿床赋存要素和矿石与围岩的物理学性质等因素，所确定的矿石开采方法。它包括采区的地压控制，结构参数，回采工艺等。 金属矿床由于赋存条件复杂，矿石和围岩物理学性质差异很大，以及其他因素等，故采矿方法种类繁多。为了便于认识各种采矿方法的特殊本质，了解各种采矿方法的适用条件及发展趋势，研究和选择合理的采矿方法，因此，需将繁多的采矿方法，择其共性，加以归纳分类。目前分类的方法很多，本书是采用按回采时的地压管理方法将采矿方法分为四大类。 第一类空场采矿法这类方法用于开采围岩和矿石都很稳固的矿床，地压管理是用采区中所留下的矿柱支撑和维护采空区。在回采过程中随矿石被采出后所形成的采空区不立即进行处理（充填或崩落）而空放着，这是本类方法的基本特征。 属于这类采矿方法的主要有全面法，房柱法，分段法，阶段矿房法。第二类留矿法这类采矿方法是用在开采围岩稳固（仅次于空场法）而矿石很稳固的矿床。采场地压管理是用采区中所留的房间矿柱和随回采而爆破下来的矿石，暂时留在采场（留下2/3）支撑围岩和工作台，待整个采场采完后再集中放矿，这是留矿法的基本特征。属于这类采矿方法的有浅孔留矿法，深孔留矿法。
采矿专业毕业论文范文
采矿专业毕业论文范文一：采矿工程企业核心竞争力提升策略【摘要】近年来随着市场化竞争的日益激烈，采矿工程企业面临着诸多人力成本、财务成本剧烈波动上升的挑战，特别是随着国家产能过剩的加剧影响，我国涉矿企业的产能和市场化运作受到冲击越来越加明显。如何在新常态下应对市场变化带来的挑战是采矿工程企业需要认真思考的重要问题之一。笔者认为采矿工程企业的核心竞争力提升是未来企业转型升级的核心，实现这一目标的关键在于企业人才的培养和技术的升级。 【关键词】采矿工程;企业核心竞争人;人才建设 企业核心竞争力是企业之所以能够在市场上立足的关键，而对企业核心竞争力的定义“是群体或团队中根深蒂固的、互相弥补的一系列技能和知识的组合，借助该能力，能够按世界一流水平实施—到多项核心梳程。企业核心竞争力就是企业长期形成的，蕴涵于企业内质中的，企业独具的，支撑企业过去，现在和未来竞争优势，并使企业在竞争环境中能够长时间取得主动的核心能力。”因此，对于一个企业来说，掌握并且强化企业核心能力，并由核心能力衍生出企业的优势就是塑造企业核心竞争力的一个过程。企业要发展壮大，必然离不开对核心竞争力的追求和塑造，也需要企业投入成本，不断巩固，并且随着时间的变迁，逐步形成不同的核心竞争力。总而言之，企业核心竞争力并非是一成不变的，它的形成与企业所处的环境和资源能力息息相关，能够形成核心竞争力的因素很多，但是核心竞争力的形式需要诸多因素的综合作用，否则光靠一个因素是无法形成的。而这企业最为关键的要素并且得到业界认可的就是人才因素，因此企业核心竞争力的塑造需要抓住这一要点。 1.采矿工程企业核心竞争力 采矿工程企业的所处行业属于资源行业，其核心能力的形成与企业的资源禀赋、企业运作、技术能力存在很大的关联性。而核心能力的形成是这些因素的综合作用成果。 1.1企业资源禀赋 企业的资源禀赋是指企业在初始阶段拥有的资源数量和质量。之所以将资源禀赋摆在第一位乃是因为采矿企业是资源的主要生命线，没有资源就没有一切，因此资源数量的多寡决定着企业生存是否能够持续。企业资源的数量多，则企业未来发展基础就牢固，企业资源数量少，则发展会受到很大限
采矿工程毕业论文
成人高等教育 本科（专科）毕业设计（论文） 题 目 井田开拓 学 院 内蒙古工业大学 专 业 采矿工程 姓 名 朱 强 指导教师______________________ 二Ｏ一二 年 三 月 学校代码: 学号： 10128
井田开拓 摘要：本设计详细介绍开拓立式矿井的概况特征，经过一系列的方案论证比较，选择了适合立式矿井的开拓方式。井田内地质构造比较简单，主要为纵贯井田东西的天仓向斜， 对第一水平选择了立井开拓方案，首采区的采煤方法采用倾斜长壁采煤法，综合机械 化回采工艺。 关键词：立井开拓立式矿井地质构造倾斜长壁 Abstract: This design introduces pioneering vertical mine features, after a series of proof comparison of plan, choose the suitable for vertical mine development, mine geological structure is relatively simple, mainly runs through the minefield that day bin syncline, on the first level of choice of shaft development scheme, the first mining area of the mining method of inclined long wall mining, comprehensive mechanization mining technology. Key words: mine development, mine geological structure, vertical, inclined long wall
采矿专业本科毕业设计(一)摘要完美版
摘要 本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。 一般部分为五阳二矿5Mt新井设计，共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力；4.井田开拓；5.采区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全；10.矿井基本技术经济指标。 潞安集团五阳煤矿位于山西省长治市襄垣县境内，矿区五阳铁路专线和太焦、邯长铁路线相接，交通十分便利。井田南北长平均约5.8km，东西长平均约8.8 km，井田面积为51.57km2，平均倾角9°，共两层煤分别为3号、15号煤，总厚约10m。井田工业储量为722Mt，可采储量560Mt，矿井服务年限为80 a。井田地质条件简单。矿井正常涌水量为120m3/h，最大涌水量为340 m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质牌号为焦煤43；矿井瓦斯绝对涌出量9.143m3/min，相对瓦斯涌出量2.915 m3/t，为低瓦斯矿井，该矿井煤层有自燃倾向性，煤尘有爆炸性。 矿井采用立井两水平开拓，通风方式采用中央边界式。采煤方法为走向长壁综合机械化全部垮落法。煤炭运输采用钢丝绳芯胶带，辅助运输采用轨道运输。 矿井年工作日为300 d，每天净提升时间14h。矿井工作制度实行“三八”制。 专题部分题目是煤矸石的资源化利用。 关键词：立井；采区；综合机械化长壁采煤法；中央边界式
ABSTRACT This design can be divided into two sections: general design and monographic study. The general design is about a 5 Mt/a new underground mine design ofWuyang coal mine. It contains ten chapters: 1.overview and the geographical features of the mining field; 2.boundary and reserves of the mining field; 3.working system and designed mine capacity; 4.development of mining field; 5.preparation in mining area; 6.coal mining method; 7.underground conveying; 8.mine exaltation; 9.mine ventilation and safety technology; 10.the basic technical and economic index. Wuyang coal mine of Lu’an Group lies in Xiangyuan County, Changzhi Municipality, Shanxi province. Wuyang railway of coal mine convergence Taijiao railway line and Hanchang railway line, the traffic is very convenient. It’s about 5.8 km along north-south direction and 8.8 km along the direction,with the 51.57 km2 total area. Two coal seams of this mine is 3and 15 with total thickness of 10 m and an average dip of 9°. The proved reserves of this coal mine are 722 Mt and the minable reserves are 560 Mt, with a mine life of 80 a.The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 120 m3/h and the maximum mine inflow is 340 m3/h. It is bituminous coal 43. gas emission in absolute is 9.143m3／min and the relative volume of gas emission is 2.915 m3／t. It is a coal mine with low gas emission rate and coal spontaneous combustion tendency. A nd it’s a coal seam liable to dust explosion. This mine adopts vertical shaft development with two mining level and exhaust ventilation, centralized juxtapose earlier and radial later. The adopted coal winning method is comprehensive mechanized in longwall mining with top-coal caving. The belt conveyor is applied to transport coal and rail transport is used in the auxiliary conveying. We work 300 days per year ,and exaltate 14 hours one day .The “three–eight”working system is applied for coal mining . The monographic study is the utilization of coal gangue.
(本科)采矿工程毕业设计指导书
毕业设计指导书 采矿教研室 山东科技大学
目录 第一章矿区概述及井田特征 (2) 第二章矿井境界及储量 (3) 第三章矿井年产量及服务年限 (4) 第四章井田开拓 (5) 第五章首采区巷道布置 (18) 第六章采煤工艺设计 (27) 第七章开采顺序及采区、采煤工作面的配置 (31) 第八章矿井通风与安全技术措施 (33) 第十章技术经济指标 (49)
第一章矿区概述及井田特征 第一节矿区概述 矿区的地理位置（附地理位置图）及行政隶属关系。矿区地形地貌，矿区内有关的主要企业单位。电源、水源及建筑材料的来源。矿区内贸易中心、火车站及其他主要场地的位置。矿区的气候特点；气温、风向、风速，雨期及降雨量，冻结期及冻结深度等，综述矿区的开发条件。 第二节井田及其附近的地质特征 井田的地层层位关系、地质构造、含煤系及地层特征以井田地层柱状图说明，煤田的成因及生成年代、煤层的总数及可采层数，表土层及风化带的深度。 井田中的地质变动，最主要的破坏及其形式——断层、褶曲、火成岩侵入等，区域变质及侵入等，区域变质及侵入变质的程度，它们的分布及位置。 水文情况：井田范围内的河流，流量及洪水位，流沙层，含水层的厚度及分布，含水系数及渗透系数，溶洞水的静储量及水力联系，断层的透水性质及水力联系。 第三节煤层及煤质特征 井田的煤层及其埋藏条件：走向、倾向、倾角，可采层的厚度及层间距。各煤层的性质，顶底板岩石的性质。
煤层的瓦斯性，自燃及煤尘爆炸性，含水性。 煤的牌号，工业分析及工业用途。 第四节井田的勘探程度及对对勘探的要求。 矿井概况及井田地质特征是矿井设计基础资料。编写本章说明书时，应在生产实习过程中广泛收集、弄清资料的基础上，扣紧指导教师下达的设计题目，按课程设计大纲的要求进行。 本章应附图附表： 1、交通位置图(说明书插图，比例1∶500,000)； 2、井田综合柱状图(说明书插图)：该图可据“矿井综合柱状图”进行简化后编制，但简化后的“综合柱状图”地质年代、地层单位要连续，对开采有重要影响的地层不能省略，如煤层的顶板、底板、含水层等； 3、煤层特征表； 4、主要地质构造特征表； 第二章矿井境界及储量 第一节井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界： 1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界； 2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界； 3、以相邻矿井井田境界煤柱为界； 4、人为划分井田时：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。 说明书中应明确说明确定的井田范围、井田走向、倾向的最大、最小及平均尺寸，井田的面积(km2)。并把确定的井田范围标注在主采煤层(或指导教师指定的煤层)的底板等高线图和剖面图上。 第三节井田储量 一、矿井工业储量 矿井工业储量是勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储
采矿工程本科毕业设计任务书(采区采煤系统设计)
重庆大学网络教育学院 学生毕业设计（论文）任务书 批次、层次、专业 校外学习中心 学生姓名学号 一、设计（论文）题目磁器口煤矿二水平北一采区采煤系统设计 二、毕业设计（论文）工作自年月日起至年月日止 三、毕业设计（论文）内容要求 该采区位于磁器口煤矿二水平，开采5#煤层。 采区走向长4000m，倾斜长600m，煤层走向为东西向，煤层平均厚度 2.5m，层间距0m，倾角10~25o，煤的密度 1.40t/m3。采区瓦斯绝对涌出量 4.50 m3/min（掘进）及 3.50m3/min（采煤），采区正常涌水量50 m3/h，煤层自然发火期3~6个月，煤尘有爆炸性，煤质肥煤。 地面无需保护地物，邻近采空区对本采区开采无影响，井底车场位于采区之西侧，阶段回风大巷位于采区上部边界距3#煤层18m的岩层中（或煤层中），运输大巷位于采区下部边界距3#煤层18m的岩石中（或煤层中）。 主采煤层顶板：伪顶为0~0.15m的铝土质岩岩层，直接顶和基本顶为25m的泥岩及砂质泥岩。 采区煤层底板等高线图另附。采区设计年产量200万t/a。 备注：以上设计内容为学院统一提供，学生根据所设计的实际情况，按学院要求完善选择的设计题目，变更以上横线的红色内容，并将变更后的文档在选题确定后主动提交给指导教师，以方便指导教师下达任务书。 四、达到的技术指标及要求 1、设计说明书一份，包括内容如下：（具体内容请参见学院网站首页—下载专区—毕业设计栏—采区采煤系统毕业设计指导书）
（1）目录 （2）采区地质概况（第一章） （3）采区储量与生产能力（第二章） （4）采区方案设计（第三章） （5）采区生产系统（第四章） 2、采煤系统图（标准图框参见学院网站首页—下载专区—毕业设计栏—毕业设计图框） （1）采区巷道布置平、剖面图（1：1000或1：2000）； （2）采区运输系统图（示意图）； （3）采区排水系统图（示意图）； （4）采区供电系统图（示意图）； （5）采区通风防尘系统图（示意图）； （6）采区管路系统图（示意图）。 五、主要参考文献： 1、《煤矿开采方法》教材 2、采区采煤系统毕业设计指导书（具体内容请参见学院网站首页—下载专区—毕业设计栏—采区采煤系统毕业设计指导书） 六、格式要求 1、图纸 图纸一律使用标准图纸，格式如下：（标准图框已提供在学院首页—下载专区—毕业设计专栏下载）
中国矿大采矿工程毕业设计
中国矿大采矿工程毕业设计 篇一：中国矿大(标准版本)采矿工程毕业设计 中国矿业大学 本科生毕业设计 姓名：专业：题目：兴隆煤矿设计说明书目录 1 矿区概述及井田地质特征............................ 5 1.1 矿区概述 ..................................... 5 1.2 井田地质特征 ................................. 6 1.3 煤层特征 ..................................... 9 2 井田境界及储量 .. (11) 2.1 井田境界 .................................... 11 2.2 矿井工业储量 ................................ 11 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限.............. 14 4 井田开拓......................................... 16 5 准备方式——带区巷道布置 ......................... 30 6 采煤方法......................................... 36 7.
井下运输 (52) 8 矿井提升......................................... 57 9 矿井通风 ......................................... 60 10 设计矿井基本技术经济指标......................... 87 参考文献.. (89) 致 谢 (91) 摘要 本文根据对南屯煤矿资料的学习和研究，遵照《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》的要求，充分运用所学的知识，以兴隆庄煤矿开采的实际情况为依据，对兴隆庄煤矿下组煤的开拓延伸进行设计。在设计中尽量做到危险最少，效益好，把南屯煤矿建成高产高效的矿井，为我国的煤炭生产作出贡献。 本设计主要研究内容包括： 1.合理的选择开拓延深的方案 2.井底车场形式的选择和主要运输大巷的布置情况 3.合理确定延伸水平的开拓方式 4.确定首采区的巷道布置方式 5.井下设备的选型
采矿专业毕业论文
毕业设计 设计原则 以市场为导向，以效益为核心，以矿山持续生产为前提，科学规划、投资合理、技术先进、安全可靠。 （1）遵循“绿色循环持续，国内一流矿业”的现代矿业开发理念，充分利用矿产资源； （2）充分依托已有生产、生活设施，最大限度地节省投资； （3）力求采用“四新”技术，对生产工艺、主要设备、主体工程和自动化控制的选择，做到先进、经济、适用、可靠； （4）引进数字矿山理念，以信息化技术改造传统矿山，进一步提高矿山管理水平； （5）严格执行安全、环保“三同时”原则。 第一章一般部份 §1、矿山概况 XXX铜矿隶属云南达亚有色金属有限公司，是其主要采选联合生产矿山之一。云南达亚有色金属有限公司是由原易门矿务局根据国家政策改革改制成立，集采选、地勘、矿山建设、矿冶研究、职业教育为一体的现代矿业企业，公司总部位于玉溪市区，隶属于云南铜业（集团）有限公司。 XXX铜矿位于云南易门县六街镇小街乡，地处易门、双柏、禄丰三县交界。距易门县城51公里，距昆明市89公里，距成
昆铁路禄丰站52 公里，交通便利，见图1-1。地理坐标为东经102°3′36″、北纬24°51′48″。 1.1、环境现状 XXX铜矿属高山河谷地带，位于绿汁江河谷以东，海拔1600～2100 m，相对高差一般400～500 m，坡度30～50 °，山坡及山顶成半园形。本区属红河水系支流绿汁江河流域的补给区。区内河流不发育，仅有少量近东西向的季节性冲沟，最终流入西侧的绿汁江。绿汁江在下普厂一带江面海拔标高约1308 m，为当地最低侵蚀基准面。属亚热带高原季风气候类型，气候温和，冬无严寒，夏无酷暑，季节尚分明，雨季一般为6～9月，由于位于绿汁江岸旁的山谷地带，夏秋季水份蒸发与降落急剧，时有急风骤雨，冬季偶降小雪，无冰冻和冻土。据易门县气象局统计资料，1996年至2005年十年间，年平均气温16.9 ℃，最高月平均气温30.5 ℃，最低月平均气温0.8 ℃，日极端最高气温35.5 ℃，日极端最低气温-4.6 ℃；年平均降水量912.9 mm，最大年降水量1151.4 mm，最小年降水量760.0 mm，最大月降水量273.6 mm，最小月降水量0 mm，最大日降水量96.1 mm；年平均蒸发量1735.1 mm，最大年蒸发量1834.7 mm，最小年蒸发量1628.3 mm；以南风和西南风为最多，风向频率8～15 %，年平均风速1.12 m/s，最大年平均风速1.4 m/s，最小年平均风速0.8 m/s 。 由于矿区为单一金属矿床，矿山开采没有对周围造成有害影响。
毕业设计第五章采矿方法
第五章采矿方法 5.1 矿床开采技术条件 5.1.1 矿体形态 三山岛直属矿区共圈定8个矿体，其中I号蚀变带内的I-1号矿体规模最大，金资源储量总资源储量的92.7%，I-2号矿体次之，其他矿体大都由单工程控制，规模很小。因此设计过程各开采技术指标主要考虑I-1号矿体。 I-1号矿体，近地表位于16~54线间，中部在28~42线间，深部在40~48线间，分布于F1主裂面以下的黄铁绢英岩顶部或中上部，赋存标高：-10~-1050m。工程控制走向延长：顶部800~900m，最长1020m；中部340600m；深部100m左右。倾向延深一般在700~1000m，最深1450m。矿体呈不对称“Z”字型展布，不规则脉状产出，常见分枝、复合、膨胀、狭缩及尖灭再现现象。总体走向35°左右，倾向南东，倾角34~44°。矿体厚度最小0.95m，最大12.08m，一般4.31~6.86m，平均6.65m，降低边界品位到1.0g/t后，矿体厚度明显增大。矿体无论沿走向或是沿倾向均不连续，都有尖灭再现的特点。矿体单工程金品位1.74~5.65g/t，平均3.25g/t。 矿岩体重：2.8t/m3，松散系数：1.6，矿岩硬度系数：f=6~14(靠近F1断层的矿岩硬度系数：f=4~6)。 5.1.2矿岩岩石力学条件 根据岩性及工程地质条件划分为：松散软弱岩组、风化及构造蚀变岩组、块状岩组。其中，只有块状岩组工程地质条件良好，其余岩组工程地质条件较差。 矿体顶底板岩石均为构造蚀变岩，为软弱~半坚硬岩，工程地质条件差~较好。影响岩体稳定性的主要因素为各种地质结构面，特别是F3、F1断层等大型软弱结构面，坑道位于F1断裂的下盘，北西向构造发育，断裂带及附近岩石受挤压而破碎，掘进时易产生掉块和塌方。 采场上盘围岩由于接近F1断层，顶板围岩的稳定性受F1断层影响显著，开采时在采场内易发生较大规模的冒顶。所以，在开采时应采取有效的支护措施。 该矿区为近海岸地下开采的矿山，矿体倾角缓，断裂构造发育，近矿围岩多不稳定，局部地段易发生工程地质问题，工程地质条件复杂程度为中等~复杂。 上下盘岩性：矿体直接上盘围岩为绢英化碎裂岩、绢英岩化花岗质碎裂岩；矿体下盘为黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩或黄铁绢英岩化碎裂岩。主裂面、节理、裂隙、断层及岩石情况：本矿床矿体主要赋存在黄铁绢英岩化碎裂岩和黄铁绢英化花岗质碎裂岩中，矿体中裂隙较发育。主断裂F1下盘为矿体，F1断层面上断层泥一般厚5~10cm，靠近F1断层的岩石破碎，节理、裂理较发育，工程揭露后易坍塌。
采矿专业本科毕业设计(一)完美版
华北科技学院 本科毕业设计（论文）Undergraduate Graduation Project (Dissertation) of NCIST 姓名：学号： 200601014309 院系：安全工程学院 专业：采矿工程 设计题目：开滦集团吕家坨矿2.4Mt新井设计 专题：煤矿井下煤尘处理技术研究 指导老师：段绪华 2010 届本科毕业设计（论文）任务书
姓名：专业：采矿工程班级：B06-3 任务下达时间： 3 月 1 日任务完成时间： 6 月19 日 毕业设计（论文）题目：河北开滦集团吕家坨煤矿240万t/a新井设计 专题题目:煤矿井下煤尘处理技术研究 题目主要内容： 毕业设计（论文）题目主要内容 1.矿区概述及井田地质特征. 2.井田境界和储量. 3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限. 4.井田开拓. 5.准备方式—采区或盘区巷道布置. 6.采煤方法. 7.井下运输. 8.矿井提升. 9.矿井通风及安全. 10.矿井排水. 11.设计矿井基本技术经济指标. 专题部分主要内容： 1.专题研究的现状，存在的主要问题，研究的必要性及重要意义。 2.煤矿井下煤尘处理的原理与方法。 3.煤矿井下煤尘处理新技术研究。 4.技术应用效果。 目的要求、主要技术指标： 根据吕家坨矿提供的相关资料，本着降低成本，提高效益，贯彻安全生产的原则，设计完成年产240万t新矿井设计。 应完成的主要任务： 设计说明书110~140页 井田开拓平面图1张 井田开拓剖面图1张 采区布置平面图1张 采区布置剖面图1张 采煤工作面布置图1张
主要参考文献： [1]徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.2000 [2] 中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范.中国计划出版社.2005 [3] 孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.1992 [4] 徐永圻.采煤方法图集. 中国矿业大学出版社.1990 [5] 张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社.2000 [6] 于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.1989 [7]钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制. 北京.煤炭工业出版社.2003.11 [8] 杨孟达.煤矿地质学.煤炭工业出版社.2000 指导教师：段绪华教研室主任：田多
采矿工程毕业设计说明书
前言 毕业设计是采矿工程专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，它由毕业实习和毕业设计两部分组成.三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮助下，我圆满的完成了设计工作。 本矿井设计是根据XX煤矿的原地质资料进行编写的。设计中的一些重要数据和图表都是以其地质资料、底板等高线图、综合柱状图等为依据，按照《毕业毕业设计大纲》要求进行的。 在进行设计过程中，严格依照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求计算和设计，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注重与其它课程的联系，特别是课本与规程的衔接与配合。 设计主要分为：井田概况及地质特征、井田境界及储量、矿井设计生产能力及服务年限、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和采区巷道布置、矿井通风及安全井下运输、矿井提升、矿井通风及安全、矿井排水、环境保护等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的条件，采用合适的开采方法进行开采，解决了设计中的各种主要技术问题。例如在方案法中对矿井的开拓方式进行多方案比较后选定，在多目标决策中阐明了井筒位置的确定问题。此外，对某些设计技术课题（井田开拓），在几种方法中，从不同角度进行了论述。 本次设计得到了指导老师马岳谭以及采矿工程教研室各位老师的精心指导和大力帮助。在此，向各位老师表示诚挚的谢意！由于作者水平有限，加之时间仓促，本设计的错误和不妥之处，恳请各位老师批评指正。
目录 第一章矿(井)田地质概况 (6) 1.1 矿（井）田位置及交通 (6) 1.1.1交通位置 (6) 1.1.2地形地貌 (7) 1.1.3气象及水文情况 (7) 1.1.4矿区概况 (7) 1.2 地质特征 (8) 1.2.1地层 (9) 1.2.2构造 (13) 1.3 矿体赋存特征及开发技术条件 (13) 1.3.1煤层及煤质 (13) 1.3.3水文地质 (16) 1.4矿井地质勘探类型及勘探程度评价 (20) 第二章井田开拓 (21) 2.1矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.1.1矿井工作制度 (21) 2.1.2矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.2矿井境界及储量 (22) 2.2.1井田境界 (22) 2.2.2资源/储量 (22) 2.3井田开拓 (23) 2.3.1工业场地及井口位置的选择 (23) 2.3.2井筒形式的确定 (24) 2.3.3井筒数目的确定 (24)
采矿工程露天开采毕业设计
目录 摘要 (1) Abstract (2) 第一章地质部分 (1) 1.1 矿区地理位置和气候 (1) 1.1.1矿区地理交通位置 (1) 1.1.2矿区气候条件 (1) 1.2 矿体地质 (1) 1.2.1 矿体的特征 (1) 1.2.2矿体与围岩的性质 (2) 第二章露天开采境界 (5) 2.1 影响露天开采境界的主要因素 (5) 2.2 确定露天开采境界的原则和方法依据 (5) 2.2.1露天开采境界设计的考虑原则 (5) 2.2.2确定露天矿境界的主要原则如下 (6) 2.2.3露天矿境界确定的方法与原则 (6) 2.3 确定境界所需的技术经济指标 (7) 2.3.1经济合理剥采比的选定 (7) 2.3.2露天矿的最小底宽 (7) 2.3.3采场最终边坡角 (8) 2.3.4台阶最终坡面角和台阶高度 (8) 2.3.5安全平台和清扫平台及运输平台 (8) 2.4 最终开采深度的确定 (9) 2.4.1 境界剥采比的计算 (9) 2.4.2最终深度标高的确定 (10) 2.5 圈定露天矿开采境界的结果 (10) 2.5.1露天矿底部周界 (10) 2.5.2露天开采境界的参数 (10) 第三章矿岩采剥工程 (12) 3.1 概述 (12) 3.2 穿孔工作 (13) 3.2.1 穿孔设备的选择 (13) 3.2.2 设备生产能力的确定 (14) 3.2.3 设备数量的计算 (14) 3.2.4 二次破碎方法和所需的设备数量 (14) 3.3 爆破工程 (16) 3.3.1 爆破方法的选择 (16) 3.3.2 爆破方法及爆破器材 (17) 3.3.3 爆破参数的确定 (18) 3.4 装车工作 (19) 3.4.1 采装设备的选择 (19) 3.4.2 采装工作面参数及工作平盘的配线方式 (20)
采矿工程毕业设计翻译
附录外文翻译 APPLICATION OF BLASTING IN DRIVING TUNNEL 1 FRAGMENTATION Fragmentation is the breaking of coal, ore,or rock by blasting so that the bulk of the material is small enough to load, handle and transport.Fragmentation would be at its best when the debris is not smaller than necessary for handling and not so large as to require hand breaking or secondary blasting . Energy must be supplied to rock by direct or indirect means to fragment that rock and the type of loading system.Fragmentation energy is consumed by the main mechanisms: (1) creation of new surface area (fracture energy), (2)friction (plasticity) and (3)elastic wave enegy dispersion. The loading method determines the relative proportions and the amount of energy consumed in fragmenting a given rock type. Unonfined tensile failure consumes the least energy with an increasing a,mount of energy required as the rock is more highly confined within a compressive stress field during fragmentation The way energy is applied by tools to cause rock or mineral fragmentation is important in determining fragmentation efficiency. To best design fragmentation tools and optimize fragmentation systems it would be desirable to know how rock properties influence breakage. The strength of rock is influenced by the environmental conditions imposed on the rock.Those of most importance in rock are (1)confining pressure ,(2)pore fluid pressure, (3)temperature and (4)rate of load application .Increase in confining pressure, as with increasing depth beneath th earth's surface or under the action of a fragmentation tool, causes an increase in rock strength .Apparent rock strength decreases as porc fluid pressure increases, since it decreases the effect of confining pressure. Although chemical effects of pore fluids influence rock strength, they generally are small compared to the confining pressure effect, except for a small minority of rock types .Increase in rock temperature causes a decrease in rock strength.This effect is very small because of the small ambient temperature changes